电耙堑沟分段空场采矿法在铜山铜矿的研究与应用

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2005年第9期/第26卷

电耙堑沟分段空场采矿法在铜山铜矿的研究与应用

薛奕忠

(漳州职业技术学院)

摘要:介绍了电耙堑沟分段空场采矿法在铜陵有色金属(集团)公司铜山铜矿的试验研究。着重叙述了该采矿方法的采切工程布置和回采工艺特点以及技术经济效果等,为类似矿体开采提供了可借鉴的经验。

关键词:铜山硐矿;电耙堑沟;分段空场;回采工艺

中图分类号:TD853132+3　　　文献标识码:B　　　文章编号:1001-1277(2005)09-0032-03

1　概　述

铜陵有色金属(集团)公司铜山铜矿已生产数十

年,目前已全面转入地下开采。该矿床为高中温热液充填交代型矿床,矿体产状极为复杂。主要矿石类型为含铜磁铁矿、含铜黄铁矿、岩,另外还有一部分单硫矿20高达41.3%,。倾斜、难题之一,稳固,且无自燃性的矿床,一般应用分段空场采矿法、充填采矿法等[1]。铜山铜矿-257m中段以上矿体多为急倾斜中厚矿体,采用中深孔落矿、电耙出矿分段空场嗣后一次充填采矿法(下称原采矿法),其生产能力150～200t/d,损失率17.04%,贫化率18.5%。但随着开采中段的下降,-257m中段以下深部矿体变缓变薄,资源量减少,原采矿法已造成回采贫化率、损失率、采切比等技术经济指标严重恶化,故不再适用。因此,必须寻求一种新的采矿方法回采缓倾斜矿体,以降低成本,增加效益。

20°～50°。矿体厚度10～15m,平均15m。沿矿体倾

斜方向,其厚度、倾角及形状均不稳定,往下部具有变缓变薄的趋势。、含铜磁,,f=6～8,不稳固,f=3,易自燃;矿石3,自然安息角38°;矿区地表为大片农田和村庄,不允许陷落。

3　采矿方法选择与回采工业试验

3.1　采矿方法选择

根据铜山铜矿矿床地质条件和开采技术经济条件以及目前矿山开采的实际,在充分收集整理国内外类似矿山资料的基础上,应用模糊数学原理,辅以计算机优化选择,用定量分析的方法,确定了缓倾斜中厚矿体采矿方法优选方案为:第一方案“电耙堑沟分段空场嗣后充填采矿法(下称新方法)”,第二方案“底盘漏斗分段空场嗣后充填采矿法”。通过综合技术经济比较,决定采用第一方案进行工业试验①。3.2　回采工业试验

试验采场位于4#穿附近4#矿房N块,赋存标高在-236m以上(-214m中段以上已回采)。试验采场矿石类型为含铜黄铁矿,中等稳固,矿体倾角25°～45°,矿体平均厚度11m。顶板为大理岩,稳固;底板

2　矿床地质及开采技术条件

铜山铜矿床属高中温热液充填交代型、铜硫综合矿床类型;赋存于阳新灰岩与闪长岩岩枝的接触带

中,矿体产状大都与地层产状类似,即为向南倾斜的不规则矿囊。矿区内分布有大小数十个矿床。目前矿山主要生产中段为-257m中段,该中段主要分布有15#、29#、4#及30#矿体,其中15#、29#矿体在本中段尖灭,4#和30#矿体走向为东西向,倾向南,倾角

收稿日期:2005-06-16

为闪长岩,易风化,稳固性较差。矿石含铜1.05%,

密度3.5t/m3,矿石含硫在25%左右,具有易氧化、结块、自燃特性。3.2.1　矿块布置及构成要素

矿块垂直走向布置,划分矿房、矿柱;先采矿房两

作者简介:薛奕忠(1963-),男,福建福清人,副教授,主要从事土建和矿业工程的教学及研究工作;福建省漳州市马鞍山路1号,漳州职业技术

学院建筑工程与设计系,363000

①　长沙矿山研究院,铜陵有色金属(集团)公司,铜陵有色金属(集团)公司设计研究院.铜山铜矿残难矿体开采综合技术试验研究报告.

2002.75～821

2005年第9期/第26卷210～410m。3.2.2　采准切割工程

33　

侧矿柱,采后尾砂胶结充填,再采矿房,矿房采后尾砂充填。根据试验采场具体情况并考虑与相邻采场的

相互关系,矿块布置如图1所示。矿块结构参数:采场宽度12m,采场斜长47m,中段高度23m,顶柱高度

主要采准切割工程布置见图1

。

图1　电耙堑沟分段空场采矿法

1—阶段运输平巷　2—人行联络道　3—凿岩上山　4—放矿短溜井　5—电耙联络道　6—电耙硐室　7—上盘脉外平巷8—人行通风天井　9—充填钻孔　10—切割平巷　11—受矿堑沟　12—尾砂胶结充填体　13—崩矿炮孔　14—分层凿岩上山

　　(1)-244m倒运电耙道。沿矿体走向布置在矿

体下盘,规格2.0m×210m。

(2)溜矿小井。布置在采场下盘中央,沟通凿岩上山与-244m倒运电耙道,规格2.0m×1.8m,倾角65°。

(3)切割横巷。布置在矿体下盘矿岩接触处,其

石经-232m电耙硐室内耙矿设备运到溜矿小井内,

再经-244m倒运电耙道倒运到5#矿房溜井内,由此处溜放到-257m中段装车运输。

(2)采场通风。新鲜风流自-257m中段3#沿→人行通风井→-244m倒运电耙道→采场工作面→(污风)凿岩上山→-214mN运输巷道→顶板7#穿→沿→12#穿→3#沿→南风井。

(3)采场充填。充填料由地表充填站经充填管下放到-214m中段N运输巷道经采场充填联络道进入试验采场。

3.2.4　主要技术经济指标

与切割井共同形成爆破自由面,断面规格为2.8m×2.8m。

(4)切割井。揭露矿体顶板,与切割横巷一起形

成爆破自由面,并起到控矿作用,规格2.0m×1.8m,倾角70°。

(5)凿岩上山。沿矿岩接触面布置在采场下盘中央,断面规格为2.8m×2.8m,倾角28°。

(6)-232m电耙硐室。沟通切割井与-232m北沿,供采场内耙矿用,断面规格为2.0m×2.0m。

(7)人行通风井。主要是-257m～-244m、-244m～-232m人行通风井,断面规格为2.0m×1.5m。

3.2.3　回采工艺

(1)凿岩、爆破及出矿。在凿岩上山内用YG-90型凿岩机钻凿排面垂直于凿岩上山的扇形中

电耙堑沟分段空场采矿法与原采矿法主要技术经济指标见表1。

从表1可以看出,电耙堑沟试验采场综合生产

能力为221t/d,采矿工效为18.5t/工班,比原采矿法分别提高47.3%和59.5%;提高的主要原因是由于分次抛掷爆破比大爆破的爆破效果好,大块减少有利于放矿。电耙堑沟试验采场采矿损失率为10.5%,相比原采矿法降低39.6%,效果显著;主要是由于原采矿法开采缓倾斜中厚矿体时,由于矿体倾角小和采切工程的限制,一部分矿石采不到或采到后放不出,形成损失。试验采场矿石贫化率为11.4%,比原采

深孔,在形成切割槽后,沿矿体倾斜方向落矿;崩落矿

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增加了1.267元/t,增幅14%;主要原因是电耙堑沟分段空场采矿法的凿岩工作量有所增加,且爆破材料

消耗也较高。虽然采矿直接成本小幅增加,但采矿损失率和矿石贫化率的降低、采切工程量的减少和巷道工程支护量的减少以及由于爆破效果的改善导致出矿和破碎成本的降低都极为显著;这也正是新采矿法和原采矿法区别之关键所在。

矿法降低38.4%,效果显著;原采矿法贫化大的主要原因是由于矿体倾角小和采切工程的限制,为了回收有限资源,被迫回采一定的围岩,导致废石大量的混入,从而产生贫化。试验采场的采切比9.9m/kt,比原采矿法降低了60.4%;采切比降低的主要原因是采用了凿岩上山后,取消了大量的分段凿岩巷道和多层电耙道工程,从而使采切工程量大幅度减少。试验采场的采矿直接成本为10.337元/t,与原采矿法比较

序号

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表1　电耙堑沟分段空场采矿法与原采矿法主要技术经济指标比较表

指标名称

采矿综合生产能力/(t d-1)采矿工效/(t 工班-1)采矿损失率/%矿石贫化率/%采矿直接成本/(元 t-1)

/(mkt-1)

新采矿法

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